麻窝煤矿施工组织设计.docx
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麻窝煤矿施工组织设计
第一章概述
第一节麻窝煤矿设计简介
一、交通位置
麻窝煤矿位于黔北名镇遵义县乌江镇坪塘村境内，行政区划隶属该镇管辖。
中心点地理坐标：
东经106°44′42〞，北纬27°15′58〞。
南距省城贵阳100公里，北距遵义市60公里。
4公里上210国道，7公里入贵遵高速，10公里到小寨坝车站。
区位较好，交通便利。
二、建设规模
麻窝煤矿系单井扩能技改煤矿，批准文件：
贵州省人民政府《关于遵义市汇川区等十二县（市、区）煤矿整合和调整布局方案的批复》，批准文号：
黔府函【2006】204号。
年生产规模15万吨，设计服务年限11.8年。
矿区面积3.7575KM2，开采深度+1025m—450m。
于2013年2月17日获得“煤矿生产许可证”，为六证齐全的煤矿生产矿井。
三、资源储量
可采煤两层：
22和61煤层，保有储量872万吨，工业储量362.8万吨，可采储量248.05万吨；22煤层平均厚度2.08m，61煤层平均厚度1.08m.层间距100.3m；倾角48°—26°；稳定性属较稳定煤层。
四、安全条件
1、可采煤层顶、底板岩性：
22煤顶板为灰色中厚层泥灰岩，底板为深灰、灰色沙质泥岩；61煤顶板为泥灰岩、粉沙岩、粉沙质泥岩；底板为泥灰岩。
2、麻窝煤矿2009年至2011年，连续四年鉴定为瓦斯矿井，批准文号为：
黔能源发【2009】306号、黔能源发【2010】701号、黔能源煤炭【2011】791号。
黔能源发【2012】494号
3、经贵州省煤田地质局实验室检测认定，麻窝煤矿22、61煤层；无煤尘爆炸性、煤自燃倾向性。
4、2011年12月23日，中国矿业大学开采与安全教育重点实验室对麻窝煤矿22煤层进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，结论为：
22煤层+870及以上标高无煤与瓦斯突出危险性。
5、2008年12月，贵州省地矿局102地质大队，对麻窝煤矿进行了水文地质调查；2012年11月，贵州省地质矿产勘查开发局103地质大队，又对矿区作了水患物探全面勘察，均认定麻窝煤矿水文地质类型中等。
五、矿井建设情况
麻窝煤矿2006年12月，经黔府函【2006】204号文批准，技改立项。
2008年12月，贵州大学勘察设计研究院完成《开采方案设计（变更）》编审，批准文号:
黔煤规字【2008】1399号；2009年12月，贵州大学勘察设计研究院对“安全专篇”做了变更设计，批准文号：
黔煤安监遵安审【2009】60号。
经过前期准备，在具备安全施工的条件下，遵义市工业和能源委员会备案批准，麻窝煤矿从2009年9月开始，严格按照《开采方案设计（变更）》和《安全专篇（变更）》进行建设，先后投入资金1.2亿元，完成矿建工程20个；土建工程23个，安装工程19个，2012年3月31日，技改建设竣工，系统全面形成。
1．开拓开采
开拓三条井筒，一水平+870m标高布置井底车场。
首采工作面布置在22煤层870标高，矿井以一个炮采工作面，两个掘进工作面，满足15万吨年设计能力；采煤方法：
走向长壁式后退采煤法，放炮落煤工艺，单体液压支柱（DW25—250100（Y））配合铰接顶梁支护顶板，伪斜走向密集布置，柱距0.7m，排距1m，“三、四”排管理，最大控顶距为4.2m,最小控顶距为3.2m，放顶布局为1m，全部垮落法管理顶板。
2．通风系统
主要通风机为两台防爆对旋式轴流风机，型号为：
FBCDZ-6№-15B,电机功率2×55KW，风量范围23.3-51.7m3s,风压范围pa。
矿井通风方式为中央并列式，采面U型通风方式，掘进面压入式通风方式。
矿井一级总风量为2150m3min，能够满足目前通风需要。
已形成采掘面独立通风。
局部通风机型号：
FBD№5.62×11,风量：
m3min，功率：
2×11KW，实现了三专两闭锁、双风机电源，并能自动切换。
3．排水系统
安装2台46-50×5型离心式水泵，电机功率55KW；1台D85-45×5型离心式水泵，电机功率90KW。
敷设Φ108和Φ159排水管各一趟，其中Φ108排水管工作，Φ159排水管备用。
主水仓471m3，副水仓229m3。
设计矿井正常涌水量35m3）→退下钻机并用安装器联接钻机和锚杆尾部→用风扳机拧紧螺母→安装顶板其他锚杆。
2）锚杆应紧跟掘进及时支护，锚杆采用液压锚杆机完成，先用1.0m的钻杆,后换2.2m的钻杆,采用φ28mm钻头；钻孔时锚杆机升起，孔深控制在1900～1950mm（回风通道1700～1750mm）,并保持钻孔角度,钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。
3）放入树脂药卷，锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。
4）利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌树脂药卷是锚杆安装中的关键工序，搅拌时间按厂家要求严格控制，同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。
5）利用风扳机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，拧紧力矩应达到100N.m，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。
6）锚杆间排距为：
800×800mm，允许误差不超过±100mm。
7）锚杆外露不大于100mm（包括托盘，螺母），锚杆露出托板不大于50mm。
3、帮锚杆安装
1）帮锚杆安装施工工艺：
敲帮问顶找掉危岩活块→定孔位→用凿岩机钻巷帮锚杆孔并清孔→往钻孔内放入树脂药卷→用锚杆头部顶住药卷并送入孔底→用搅拌器联接风动钻机和锚杆尾部→转动风动钻机搅拌药卷至规定时间（根据药卷说明书，一般为15～30s）→停止搅拌放入钻杆等待规定时间（根据药卷说明书，一般为1min）→在锚杆尾部套上托板并用风扳机拧紧螺母直到拧不动为止→安装其它帮锚杆。
2）孔深要求mm。
3）锚杆拧紧力矩应达到60N.m。
二、喷射混凝土支护
1、喷射混凝土材料应符合下列要求：
（1）水泥：
P.O32.5普通硅酸盐水泥；
（2）速凝剂：
初凝不超过5min，终凝不超过10min；
（3）砂：
中砂或粗砂，使用前过筛；
（4）石料：
碎石或卵石，粒径不宜大于15mm,级配良好；
（5）水：
符合国家相应标准；
（6）应按设计配合比准确计量。
2、配合比应满足设计强度和喷射要求：
灰骨比：
1:
4-1:
4.5
骨料含砂率：
45%-60%
水灰比：
0.4-0.5
初喷时配合比：
水泥：
砂：
石子=1:
2:
（1.5～2）
3、喷射时混凝土作业应符合：
（1）在喷射前，应用高压水管将岩壁面的粉尘冲洗干净；
（2）喷射时发现松动石块或遮挡喷射混凝土的物体时，应及时清除；
（3）应分片、分段由下向上顺序进行，每段长度不超过6m；
（4）一次喷射厚度不得小于40～60mm；
（5）回弹率应控制，拱部不超过30%，边墙不超过20%；
（6）喷射混凝土应紧跟开挖面，下次爆破距喷射混凝土作业完成时间的间隔，不得小于4h；
4、有水段喷射混凝土时应采取以下措施：
（1）当涌水点不多时，用开缝锚杆进行导水处理后再喷射；
（2）当涌水范围大时，设树枝状导水管后再喷射；当涌水严重时可设置泄水孔，边排水边喷射；
（3）改变配合比，增加水泥用量。
先喷干混合料，待其与涌水融合后，再逐渐加水喷射，喷射时由远而近，逐渐向涌水点逼近，然后在涌水点安设导管，将水引出，再在导管附近喷射；
5、操作应遵守下列规定：
（1）对喷射机应随时保养维修，使之经常处于不漏气、不堵塞的良好工作状况；
（2）工作气压控制在0.1～0.15Mpa。
水压应大于气压高0.05～0.1Mpa；
（3）喷头与受喷面应垂直，距离应与工作面气压相适应，以0.6～1.2m为宜；
（4）严格控制水灰比，喷到岩面上的混凝土应湿润光泽，粘塑性好，无干斑或划移流淌现象；
（5）突然断水或断料时，喷头应迅速移离喷射面，严禁用高压气体、水冲击尚未终凝的混凝土。
三、工字钢架支护
巷道顶、帮支护选用11#矿用工字钢梯形支护，用木板，竹笆背帮、接顶，背帮必须严实，背板规格50mm，遇空顶时必须用圆木接顶，棚距为600mm。
2．支护材料规格：
腿脚：
采用11#工字钢2.5m；顶梁：
采用11#工字钢1.8m（净）；
3．巷道支护断面图
巷道上净宽2.4m，下净宽3.1m，净高2.3m，扎角82°。
巷道毛断面图：
巷道下毛宽3.42m，上毛宽2.7m，毛高2.53m，梯形支架。
毛断面：
7.74m2，净断面:
6.32m2。
二、支护工艺及要求
（一）临时支护
1．临时支护形式：
临时支护采用两根11#工字钢，配6付卡梁器做前探梁支护，前探梁上端采用50mm木板铺平，木板上面用坑木进行接顶，接顶必须严实，临时支护必须牢固。
前探支护必须及时移到迎头使用，严禁空顶作业。
前探梁临时支护
2．临时支护工艺、工序及要求：
（1）掘进（爆破）一个循环进度后，工作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸（煤），并随时进行高帮问顶工作。
确保无安全隐患后，人员站在永久支护下前移前探梁支护。
铺设木板时必须从外向内顺序进行，所有人员必须在有完整支护的地段工作，临时支护时必须有专人监护顶板及两帮情况。
顶板维护好后，撤出正头所有人员，由外向里架设永久支护。
（2）加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员待顶板稳定后方可继续工作。
3、永久支护工艺及要求
1）．支护工艺流程：
工作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶前移临时支护铺木板接顶严实永久支护。
每移动一次前探梁都必须检查是否合格。
2）．永久支护紧跟迎头，待煤（矸）渣运出后，即可在临时支护下挖柱窝架设永久支护并背帮、顶。
3）．巷道背帮接顶必须严实。
使用11#矿用工字钢支护时，棚距为（中对中）1000mm，木排材间距600mm。
4）．在巷道的开口处，必须使用预制混凝土砌喧支护，11#工字钢延续支护。
顶板压力较大或遇构造时，根据顶板情况适当加锚杆支护，间、排距800mm。
第四节铺轨及提升运输
一、轨道的铺设
1、轨道铺设的材料、工具：
施工期间铺设施工钢轨22kgm，钢轨轨距为600mm，采用砼轨枕规格为1400×140×120mm（长×宽×高），其道钉、道夹板，紧固螺栓齐全，钉道工具应配齐；弯道器、锯工、道锺、道尺、羊角撬棍、水平尺等。
2、轨道铺设质量要求：
按照永久轨道铺设标准铺设施工轨道，轨距600±2mm，轨道接头高低差水平差±2mm；轨枕距离为0.7m。
竖曲线半径50m，轨道附件齐全，连接牢固可靠。
二、轨道的装卸与运送
1、装卸轨道时，应配足人员，统一指挥，有人帮助起肩和放下。
2、轨道运输要有专用的材料车，用麻绳绑牢固，其重心两端一致。
斜井钉道要将钢轨稳固，严禁乱放和乱摔。
3、斜井运送钢轨时，必须使用材料车，启钩前，要与绞车司机联系，听从信号指挥，确保开车慢速、平稳，并随轨道材料车专人护送。
4、平巷（地面）人力推运钢轨车时，要在钢轨车的后端推钢轨最长的部分，禁止推车人将手放在车缘上，而且钢轨运送车辆两侧不准有人随行。
5、运送钢轨车前，有专人在前方探路，必须停止与运送钢轨无关的其他运输作业，防止车辆相碰和尾追。
三、钉道作业
1、铺设轨道前，提前准备好本次钉道所需一切材料、工具和量具。
2、清理巷道中的障碍物，延放巷道中、腰线，按设计要求测量新钉轨道面高度（与巷道设计坡度一致）及轨道中心线与巷道中心线的距离。
3、轨道的铺设按下列程序操作：
a、清挖道木坑；b、摆枕木；c、摆垫道碴；d、安轨道，上道夹板；e、上扣件（道夹板、螺丝、钉道钉等）；f、垫道碴；g、调平拨直，捣固道碴；）时，启动仪器采样键进行测定，经5min后当仪器显示t0时，用键盘输入t0，按监控键，仪器显示L0，输入L0，按监控键，仪器进行计算并显示Fi，此值即为K1值。
钻屑解吸指标的突出临界值，应根据实测数据确定，如无实测数据时，可按表8-2所列的指标临界值预测突出危险性。
表8-2钻屑指标法预测石门工作面突出危险性的临界值表
钻屑解吸指标突出临界值
△h2（Pa）
K1（mlg.min12）
干煤
200
0.5
湿煤
160
0.4
选用表中的任一指标进行预测时，当指标超过临界值时，该石门工作面预测为突出危险工作面；反之为无突出危险工作面。
若为突出危险工作面，则必须在矿井的掘进及回采过程中采取预测预报、防治措施、效果检验和安全防护的“四位一体”的综合防突措施。
石门揭煤工作面防突措施
（1）石门揭穿突出煤层前，必须打钻孔控制煤层层位、测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性，前探钻孔、测压钻孔布置方式见图8－1。
1、2—控制煤层层位钻孔；3、4—测定煤层瓦斯压力钻孔
图8－1控制突出危险煤层的前探钻孔布置示意图
（2）在石门工作面掘至距煤层10m（垂距）之前，至少打两个穿透煤层全厚且进入顶板岩石不小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。
在地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至煤层20m（垂距）之前，必须在石门轮廓线外8m范围内布置一个定数量的前探钻孔，以保证确切地掌握煤层的位置、厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯情况等。
（3）石门工作面距煤层5m（垂距）以外，至少打两个穿透煤层全厚的测压（预测）钻孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度与坚固性系数或钻屑瓦斯解吸指标等。
为准确得到煤层的原始瓦斯压力值，测压钻孔应布置在岩层比较完整的地方，测压钻孔与前探钻孔不能共用时，两者见煤之间的距离不得小于5m。
（4）为防止误穿煤层，在石门揭煤工作面距煤层垂距5m时，应在石门工作面顶（底）部及两侧补打3个小直径（42mm）超前钻孔，其超前距不得小于2m。
当岩巷距突出煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防止岩巷误穿煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层的层位，保证岩柱厚度不小于2m（垂距）。
（5）在石门揭穿突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取预抽瓦斯防突措施。
根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》（黔安监管办字〔2007〕345号）的要求，揭穿煤层前，必须建好瓦斯抽采系统。
（6）工作面与煤层之间的岩柱尺寸应根据防治突出措施要求、岩石性质、煤层倾角等确定。
工作面距煤层法线距离的最小值为：
抽放或排放钻孔3m，金属骨架2m，水力冲孔5m，震动爆破揭穿（开）急倾斜煤层2m、揭开（穿）倾斜或缓倾斜煤层1.5m。
如果岩石松软、破碎，还应适当加大法线距离。
（7）石门揭穿（开）突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施，经检验措施有效后，可用远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层；若检验措施无效，应采取补充防治突出措施直至有效。
当预测为无突出危险工作面时，可不采取防治突出措施，直接采用远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层。
石门防治突出的措施可采用排放钻孔的措施，在实施防治突出措施时，必须进行实际考察，得出符合本矿井的有关参数。
排放钻孔布置在石门周界外3～5m的煤层内，钻孔的直径75～100mm，钻孔间距根据实测的有效排放半径而定，一般孔底间距不大于2m。
钻孔布置见图8－2。
在排放钻孔控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以下，措施有效。
对于缓倾斜煤层，当钻孔不能一次打穿煤层全厚时，可采取分段打钻，但第一次打钻钻孔长度不得小于15m，进入煤层掘进时，必须留有5m的最小超前距离（掘进到煤层顶（底）板时不在此限）。
下一次的排放钻孔参数（直径、间距、孔数）与第一次相同。
P—测压孔；1～28—排放钻孔
图8－2石门排放钻孔布置图
石门揭煤工作面突出措施效果检验
石门防治突出的措施执行后，采用钻屑指标方法检验措施效果。
检验孔孔数为4个，其中石门中间1个，并位于措施孔之间，其它3个孔位于石门上部和两侧，终孔位置应位于措施控制范围的边缘线上。
如检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效。
并填写防治突出措施效果检验单报矿技术负责人审批。
石门揭煤工作面安全防护措施
（1）经效果检验有效后采用远距离放炮或震动性放炮揭穿煤层。
（2）建立安全可靠的独立通风系统，并加强控制通风风流设施的措施。
在石门揭煤时必须在掘进工作面的进风侧设置两道牢固可靠的反向风门，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统，防止灾害事故的扩大。
（3）在建井初期，矿井尚未构成全风压通风时，在石门揭穿突出煤层的全部作业过程中，与该石门有关的其他工作面都必须停止工作。
（4）采用震动性放炮揭穿突出煤层时，与此石门通风系统有关地点的全部人员必须撤至地面，井下全部断电，井口附近地面20m范围严禁有任何火源。
掘进工作面
根据AQ《煤矿瓦斯抽采基本指标》：
突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到为层原始深度的瓦斯含量以下或瓦斯压力到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。
若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量到8m3t以下，或将煤层瓦斯压力降至0.74MP（表压）以下。
控制范围如下：
A）石门（井筒）揭煤工作面控制范围应根据煤层的实际突出危险程度确定，但必须控制到巷道轮廓线外8m（煤层倾角8°时，底部或下帮5m）。
钻孔必须穿透煤层的顶（底）板0.5m以上。
若不能穿透煤层全厚，必须控制到工作面前方15m以上。
B）煤巷掘进工作面控制范围为：
巷道轮廓线外8m发上（煤层倾角8°时，底部或下帮5m）及工作面10m以上；
C）采煤工作面控制范围为：
工作面前方20m以上。
掘进工作面突出危险性预测方法
在突出危险区域中掘进煤巷时，通常采用下列方法之一来预测煤巷工作面的突出危险性：
（1）钻孔瓦斯涌出初速度法；
（2）R值指标法；
（3）钻屑指标法；
（4）其他经试验验证有效的方法（钻屑温度、煤体温度、放炮后瓦斯涌出量等）。
由于在各地的生产实践中，对煤巷掘进工作面突出危险性进行预测运用最为广泛的方法是钻屑指标法，因此建议采用钻屑解吸指标K1或△，并保证匀速钻进。
⑥在施钻过程中若出现喷孔、卡钻、吸钻、抱钻、瓦斯忽大忽小、瓦斯持续上升、响煤炮、矿压显现等明显动力现象时，必须立即停止作业，切断电源，撤出人员至进风流中的安全地点，并向矿调及总工汇报请示处理。
（防突员负责）。
⑦在退钻杆时，必须边旋转边退钻，保持钻孔畅通，严禁不旋转而直接将钻杆从孔内拖出。
⑧若在安全屏障内预测超标必须立即停止作业，切断电源撤出人员至进风流中的安全地点，并向矿调及总工汇报请示处理。
（防突员负责）
⑨施钻期间，其他人员严禁进入该区域，若领导进入检查，由瓦检员先到碛头将打孔工作停止后，方可进入。
⑩每放一炮后，施工队当班队长必须对整个碛头进行一次全面检查，如工作面出现明显的地质构造，软分层增厚，煤层发生变化，必须向矿调度室及总工汇报，待采取补救措施后方可允许作业。
石门揭煤，平硐掘进应做好地灾编号工作，特别注意局部地质构造变化，防止误穿煤层，导致煤与瓦斯突出。
掘进工作面突出措施效果检验
煤巷掘进工作面执行防治突出措施后，按钻屑指标法进行措施效果检验，检验孔深应小于或等于措施孔，并应布置在两个措施孔之间，如图4-4-5所示。
如果测得的指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效。
当措施无效时，无论措施孔还留有多少超前距，都必须采取防治突出的补充措施并经效果检验后，方可采取安全措施施工。
并填写防治突出措施效果检验单报矿技术负责人审批。
当检验孔深等于措施孔深（检验与措施孔深均采用钻孔向巷道掘进方向的投影孔深）时，经检验措施有效后，必须留有5m的投影孔深的超前距。
当检验孔孔深小于措施孔孔深，且两孔投影孔深的差值不小于3m时，经检验措施有效后，可采用2m的投影孔深超前距。
图8-5掘进工作面措施效果检验孔布置图
1—措施孔；2—措施效果检验孔；3—掘进工作面
掘进工作面安全防护措施
矿井设有压风自救系统，掘进工作面安装有ZY-J压风急救袋。
由管路减压阀、开关、送气软管、急救袋等组成。
一旦发生煤与瓦斯突出，人员迅速打开罩在头上，等待救援。
回采工作面
回采工作面突出危险性预测方法
在突出煤层中有下列情况之一者，应视为突出危险工作面：
（1）在突出煤层的构造破坏带，包括断层、褶曲、火成岩侵入等；
（2）煤层赋存条件急剧变化的区域；
（3）采掘应力迭加的区域；
（4）在工作面预测过程中出现喷孔、顶钻等动力现象；
（5）工作面出现明显突出预兆。
工作面突出危险性预测用于已经确定为突出危险区域或突出危险区的采掘工作面，以进一步缩小突出预测范围。
其预测范围较小，仅能确定采掘工作面前方10m左右的煤层突出危险性。
常用预测方法有钻孔瓦斯涌出初速度法、R值指标法和钻屑瓦斯解吸指标法。
设计推荐采用R值指标法预测工作面的突出危险性，建议矿井投产后，对这几种常用的预测方法进行对比、分析、试验，以找出最适合本矿井的预测方法。
采煤工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出预测方法，沿采煤工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔，孔深根据工作面的条件选定，但不得小于3.5m。
预测方法同上，当预测为无突出危险性时，每预测循环应留有2m的预测超前距。
回采工作面防突措施
回采工作面区域性防突措施
地质报告未提供主采煤层的瓦斯压力、瓦斯含量及煤层透气性系数等资料，根据煤层赋存条件、瓦斯等级鉴定材料和业主提供的资料，在开采22号煤层时,暂不采取区域性防突措施。
回采工作面局部防突措施
本矿井投产时布置一个17号煤层保护层工作面，在17号煤层保护层工作面开采前必须进行工作面突出危险性预测，如工作面无突出危险性，可不采取局部防突措施，但必须采取安全防护措施，但在局部煤层增厚变软地点、地质构造破碎地点或瓦斯抽放不充分地点，即使预测工作面无突出危险性，也必须采取局部防突措施。
局部防突措施可考虑采取钻孔排放或抽放煤层瓦斯措施。
排放钻孔孔深6m～8m，孔径Φ75mm，钻孔间距2m～3m，每次保留3m以上的超前距离。
回采工作面突出措施效果检验
回采工作面局部防突措施效果检验
采煤工作面防突措施效果检验，采用钻屑指标法法进行防突措施效果检验。
检验孔应打在措施孔之间。
检验指标小于该煤层突出危险临界值时，则认为措施有效，反之，则认为措施无效。
在措施效果无效区段，必须采取补充防突措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全措施后进行回采，并应留有不小于2m的超前距。
回采工作面安全防护措施
矿井设有压风自救系统，回采工作面安装有ZY-M压风自救器。
ZY-M压风自救器由管路减压阀、开关、送气软管、面罩和保护盒等组成。
平常不用时，送气器和开关、送气软管、面罩均放在保护盒中，并关好保护盒。
该自救器保护盒用螺栓固定在支架掩护板下两根支柱之间，工作面每隔两架支架安装一个自救器保护盒。
一旦发生煤与瓦斯突出，人员迅速打开保护盒，拉出面罩和送气软管，此时减压阀和开关自动打开放气，把吸气面罩戴上，安静地站在支架下等待救援。
煤与瓦斯突出预测仪器及装备
8-4煤与瓦斯突出预测仪器及装备
序号
设备名称
数量
1
瓦斯放散初速度指标△P测定仪
2台
2
真空泵
1台
3
甲烷瓶（CH4浓度大于95%）
3个
4
分样筛（孔径φ0.2mm、0.25mm、0.5mm、1mm、3mm、20mm、30mm）
各2个
5
天平（最大称量250g，感量0.5g）
1台
6
天平（最大称量1000g，感量0.5g）
1台
7
小锤
4个
8
漏斗
4个
9
煤样瓶
8个
10
捣碎筒
2个
11
计量筒
2个
12
湿式气体流量计
4台
13
秒表
2块
14
WTC突出预测仪（测定钻屑解吸指标K1）
2台
15
MD-2型解吸仪
1台
1
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